工作面超前支护液压支架的选择与校验

陈 鹏

（山西兰花科技创业股份有限公司大阳煤矿分公司，山西晋城 048003）

随着综采技术在煤矿的普及应用，采煤效率大幅提高的同时，资源采出率也得到了提升[1-2]。但在综采大范围投入时，煤层顶板会处于随采随落的状态，支架设备的选择将是保障综采技术安全开采的核心设备。工作参数十分关键[3]，液压支架参数选择过大会增加一定的开采成本；若参数选择过小，则不利于矿井的安全生产。此外针对综采过程中遇到断层、破碎区域，则需要采用超前支护，其中对顺槽超前支护的液压支架的选型、间距布置是超前支护的技术难点[4]。

1 工作面

大阳矿目前开采3#煤层的3306工作面，采用倾斜长臂综放开采，放顶煤高度2.99m。根据对已采工作面的勘查，3#煤层在被开采后直接顶呈悬臂梁状态悬浮一定时长后，随液压支架的前移随采随落。在直接顶垮落后，基本顶将在悬空一段时间后随直接顶的垮落，并呈周期性断裂沉降。顶板作用力主要集中于煤壁上和采空区垮落带，单独使用液压支架很难起到支护作用。根据地测判断，初次来压步距约为30m，周期来压步距为15m。在不进行超前支护和联合支护的情况下，顶板最大塌陷程度预计将超过1m，严重威胁矿井安全生产。

3306工作面随工作面推进支架前移顶板自行垮落充填采空区，最大、最小控顶距如图1所示：支架最大控顶距为6112mm，最小控顶距为5312mm；推拉步距为800mm。

图1 工作面控顶距示意图（单位：mm）

1.1 支护方式

3306 工作面基本顶以深灰色细砂岩为主，较为坚硬，直接顶以黑色泥岩为主，属较软岩类。根据煤层厚度、顶板属性以及采高条件，本工作面将采用ZF7200/17/33 型中间支架、ZFG/8000/18.5/33 过渡支架对顶板进支护，最大控顶距6112mm，最小控顶距为5312mm，移架步距为800mm，分两阶段完成支护：

第一阶段：在切眼内布置107架ZF7200/17/33型中间支架，4 架ZFG8000/18.5/33 型过渡液压支架，其中4架过渡架位于工作面机头；

第二阶段：切眼内布置147架ZF7200/17/33型中间支架，7 架ZFG8000/18.5/33 型过渡支架，2 组ZT14400/20/40 型端头支架，其中4 架过渡架位于工作面机头，3架过渡架位于工作面机尾。

1.2 液压支架的校核

（1）支架支护强度校核。ZF7200/17/33 型支架与ZFG8000/18.5/33 型支架的承受载荷将根据公式（1）进行校验：

式中：P——支架承受的载荷，kN；

h——放顶煤厚度，2.99m；

r1——煤的视密度，1.44t/m3；

r2——顶板岩石视密度，2.60t/m3；

M——工作面采高，2.60m；

L——工作面最大控顶距，取6.11m；

b——支架中心距，1.5m。

代入数据计算得支架载荷P=4546kN，小于支架最大工作阻力的7200kN，满足载荷要求。

（2）支架初撑力校核。根据煤矿安全生产标准化的基本要求，液压支架初撑力应高于泵站压力P泵的80%，所以液压支架的初撑力P0需根据公式（2）计算:式中：P泵——泵站压力，30MPa；

P0——液压支架初承力。

经过计算，液压支架初承力24MPa。

（3）支架的结构参数校核。支架高度应处于最大支护高度和最小支护高度之间，最大高度：

式中：Hmax——支架最大支护高度，m；

Mmax——煤层最大采高，m；

S1——伪顶或浮煤冒落厚度，一般取0.2m。

经过计算：Hmax=2.6+0.2=2.8（m）。

最小高度：

式中：Hmin——支架最小支护高度，m；

Mmin——煤层最小采高，m；

S2——顶板最大下沉量，取200mm；

a——支架移架所需最小下降量，取50mm；

b——浮煤厚度，取50mm。

经过计算：Hmin=2.6-0.2-0.05-0.05=2.3（m）。

代入公式计算得，Hmax=2.8m，Hmin=2.3m，支架高度可满足1700～3300mm，因此该支架在允许高度范围内，可见支架的高度符合控顶设计的要求。

1.3 液压支架支护标准

根据对液压支架的校验，ZF7200/17/33型综采放顶煤液压支架和ZFG8000/18.5/33 型过渡支架可满足综放工作面回采后对顶板的支护需求，并可以在工作面回采过程中根据矿压情况对支架进行相应的增减，并遵守以下安装原则：①支架需平行布置，相邻支架的间距应控制在50mm内避免挤咬；非应力集中区域支架应保持均匀排列，中心距偏差控制在100mm；支架顶梁平行与顶板支护，最大仰俯角不超过7°，高度与采高相匹配，支架的活柱行程不小于200mm。②当监测到顶板压力过大时，甚至有冒顶征兆时，应迅速追机拉架，以防顶板冒落；③移架过程中遇到顶板受损较大时可以超前拉架，超出规定的梁端距需打出伸缩梁。④移架时支架如果发生偏移需利用侧护板及时调整支架形状和走向，避免倒架、咬架等现象的发生。

2 超前支护设计

传统的联合支护方式具有人力成本高、支护效率低、支护成本高的缺点。针对工作面回采期间过断层、破碎带等区域时容易发生顶板事故，笔者提出了巷道超前支护的解决方案，每台超前液压支架配备有4根立柱及挑梁、替柱等装置，支撑高度2100～3200mm，在对顶板支护时可以以单体液压支柱混合使用。由于巷道迈步自移式超前液压支架可以显著降低工人劳动强度，与传统超前支护方式相比具有支护面积大、支护效率高、自动化程度高等优点，而且还可以有效解决传统支护方式对大断面巷道适应性差等问题，合理的超前液压支架支护强度与支护距离是巷道超前支护的主要技术参数，支护强度与支护距离不足，则会导致巷道变形量大，不能满足支护要求；而支护强度与支护距离过大，则不仅造成设备投资的浪费，并且超前液压支架对顶板的过度反复支撑还会破坏巷道顶板的完整性，从而引起冒顶等安全事故，因此，需要综合分析巷道顶底板岩性、地应力分布、工作面回采等影响因素。

大阳矿采用超前支护，并根据公式（4）“超前支护强度加上原支护形式的支护强度在回采期间对巷道的残余支护强度必须大于巷道回采期间围岩对巷道的顶压”进行验算：

式中：Pt——巷内原支护及超前支护对顶板的支护强度，t;

Pn——单位排距所需的支护顶板强度，t；

My——直接顶厚度，3.19m；

Ry——直接顶容重，2.75t/m3；

Mm——顶煤厚度，2.99m；

Rm——煤的容重，1.44t/m3；

L——巷道净宽度，运输顺槽5.6m，轨道顺槽4.8m；

W——单位排距，0.9m；

K——动压系数，即来压期间与正常回采期间顶板给予巷道的压力比值，一般在1.1～1.2之间，取1.2。

经过计算得：

3306 工作面运输顺槽Pn=（3.19×2.75+2.99×1.44）×5.6×0.9×1.2=79（t）。

3306 工作面回风顺槽Pn=（3.19×2.75+2.99×1.44）×4.8×0.9×1.2=68（t）。

对此，将选择∅20mm 的高强度螺纹钢锚杆结合DW35-300/110X型单体柱进行巷道支护，其中，螺纹钢锚杆的锚固力大于18t，分别在运输顺槽布置7根、轨道顺槽布置4根，支护的有效系数取0.7；单体柱额定工作阻力为31t，分别在运输顺槽布置4根，轨道顺槽布置4根。计算得：

运输顺槽Pt=7×18×0.7+4×31=212.2（t）≥Pn=79t回风顺槽Pt=4×18×0.7+4×31=174.4（t）≥Pn=68t

通过计算可知，3306 工作面所选用的DW35-300/110X 型单体柱和高强度螺纹钢锚杆支护能力较强，超前“单体柱+螺纹钢锚杆”支护强度能满足超前支护的要求。

3 特殊时期的顶板控制

工作面在过断层、褶曲等地质构造时，以及顶压、老空等破碎区段时的支架布置形式不变，根据现场实际情况另行编制专项安全技术措施。

3.1 过顶压、褶曲等破碎区段的控制措施

过破碎区时，通常保持原有支架布置方式，使支架处于稳定的支护状态，严格执行“少降快拉”的原则，然后采取以下保护措施：①顶底板找平，保证支护状态垂直于巷道顶底板，并与顶底板接触紧密；②对于片帮严重区域在采煤机割煤后迅速拉架护顶；③对于割煤后仍出现片帮，当支架已拉过超前架，但护帮板仍不能护顶时，选用规格为不小于100mm厚的板梁直顶煤帮；④当顶板压力大顶板破碎时，要对该区域采取补强支护作业。

3.2 过断层等顶板破碎区段的控制措施

3306 工作面受断层等地质构造影响，部分地段条件不好时顶板较破碎。当工作面过断层期间，需注意工作面初次来压，周期来压的时间，在此期间要及时在片帮宽度大顶板破碎处，垂直煤壁将一些长短适宜的板梁及金属网放在架内以防冒顶时使用。必须加强顶板管理，防止片帮、冒顶事故发生。

4 结束语

以大阳矿3306工作面联合支护和沿空顺槽超前支护的液压支架选型、校验为背景，在分析煤岩层结构、沿空顺槽来压周期等条件后，对支架的选型进行了校验的研究，得到以下主要结论：①工作面支护载荷4546kN，小于7200kNZF7200/17/33 型中间支架的最小阻力，并且满足工作面的支撑高度并保留一定的余量；②超前液压支架选用的DW35-300/110X 型单体柱和高强度螺纹钢锚杆支护能力较强，对运输顺槽和回风顺槽的支撑分别达到212.2t和174.4t，满足超前支护的要求；③工作面过断层、破碎区时，建议超前拉架，或采用长短适宜的板梁及金属网放在架内以防冒顶时使用。

根据工作面回采的推进情况，整套放顶煤液压支架的支护强度完全能满足需要，超前支护设备的准确选型发挥了积极的安全保障作用。